龍宮礦綜采工作面大斷面綜采切眼支護技術

劉培東

（1.太原理工大學 礦業(yè)工程學院，太原 030024；2.華融龍宮煤業(yè)有限公司，山西 忻州 034114）

華融龍宮礦煤巷全錨支護技術在順槽巷道和開拓準備巷道已得到些推廣，但在綜采面大切眼的全錨支護技術尚屬首次。以往的綜采大切眼均用棚式支護施工，或者先按一個較小斷面掘進，等到整個工作面形成系統(tǒng)后；再刷大的方式施工。針對逐步采用綜采切眼大斷面錨桿支護技術，保證工作面如期投入回采，開展本文課題研究。

1 綜采切眼錨桿支護的設計方法

1）龍宮礦首次采用綜采面大切眼全錨支護技術，為了慎重，參閱了國內礦井成功案例，經過與各礦的工作面位置、地質巖層、圍巖結構、圍巖強度、工作面參數的比對分析，綜合大切眼施工的經驗教訓，尤其是三岔口局部大斷面錨桿錨索的維護經驗值，為初始設計提供了可靠的經驗參數。

2）針對22103工作面圍巖復雜的特點，在現場調查基礎上，根據圍巖參數與已有實測數據，運用經驗法與懸吊理論相結合的方法，確定出較合理的初始參數[1]。首先根據本礦多年積累的數據，由頂板冒落高度、錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度、及其外露長度確定錨桿參數。然后再以錨桿設計錨固力、錨桿有效長度、懸吊砂巖的重力密度、巖層傾角，確定其間排距。因為錨索機理與錨桿相似，其設計參數參照錨桿算法確定。

3）將初始設計施于井下后，再以圍巖結構、圍巖位移、圍巖強度、錨固性能監(jiān)測數據等反饋的監(jiān)測信息為基礎，驗證和修正初始設計。在正常施工后，為保巷道安全繼續(xù)日常的井下動態(tài)信息監(jiān)測，并對突發(fā)情況及時做出相應的設計修改。

2 龍宮礦22103綜采面切眼的錨桿支護實例

1）工作面的順槽地質情況。22103回采工作面位于太原組上部，山西組底部的K2砂巖之下，賦煤區(qū)內總體南部厚，北部薄，有較穩(wěn)定的3～5.4 m的可采煤層，平均煤厚4.3 m。直接頂為厚1～5.4 m的砂質泥巖，平均厚度3.2 m。老頂為與其平均距離8.12 m的K2砂巖。局部地段的直接頂上3.5 m處有一層1 m左右泥巖。直接頂抗壓強度16.0～18.8 MPa、平均17.2 MPa，屬于不穩(wěn)定頂板。老頂抗壓強度33.0～36.8 MPa，平均34.0 MPa，屬于中等穩(wěn)定頂板。底板為砂質泥巖。礦區(qū)的地層巖石多為泥巖、泥質頁巖、砂巖，層理與節(jié)理較發(fā)育，是以小型斷層為主要構造的典型軟巖礦區(qū)。

2）巷道支護情況。采用左旋等強螺紋鋼端頭錨固錨桿支護系統(tǒng)，并在此基礎上增加單體液壓支柱和錨索補強[2]。①頂板永久支護的形式及參數：頂錨桿采用φ18 mm×3 000 mm的等強左旋螺紋鋼錨桿，間排距800 mm×700 mm，每根頂錨桿均用一塊MSK23/60樹脂錨固劑，矩形布置。錨索采用φ15.24 mm×9 000 mm的左旋鋼絞線錨索，間排距2 100 mm×2 000 mm，每根錨索均用 1塊 CK23/35、2塊MSK23/60樹脂錨固劑，配套使用長3.6 m，規(guī)格300 mm×360 mm×250 mm的鋼帶結合成一個支護整體。錨索托盤200 mm×200 mm×12 mm，冷拔鋼絲經緯網鋼絲直徑4 mm，金屬網規(guī)格1 800 mm×900 mm，網孔80 mm×80 mm。頂錨桿錨固力不小于70 kN，螺母擰緊力矩100～130 N·m，錨索預應力不小于100 kN，錨索錨固力不小于200 kN?？讖?8 mm的錨桿錨索與垂直切眼布置的鋼帶在巷道中心線兩側左右對稱布置，錨桿間距0.7 m，錨索間距2.1 m。頂錨桿每排10根。錨索滯后工作面距離控制在2.1 m以內。②加強支護：采用柱距1.4 m的DZ-45型單體液壓支柱加強支護，布置在中心線靠軟幫偏1.4 m處。③巷幫支護：兩幫均采用規(guī)格18 mm×1 800 mm的錨桿加一木托板進行支護，每根錨桿用一塊MSK23/35樹脂藥卷固定，間距1 000 mm，排距1 000 mm，矩形布置。

3）支護理論依據：按懸吊理論計算錨桿參數。

（1）錨桿長度計算[3]：

式中：Lg為錨桿長度，m；H為冒落高度，m；K為安全系數，一般取K=2；L1為錨桿錨入穩(wěn)定巖層的深度，一般按經驗取0.5 m；L2為錨桿在巷道中的外露長度，一般取0.1 m；其中H=B/2f=7.8/（2×3.5）=1.11 m。f為普氏硬度系數，取3.5。帶入數值計算，則錨桿長度為Lg為2.82 m。頂錨桿選用3 m錨桿符合安全要求。

（2）錨桿株距、排距計算：通常株排距相等。依據

式中：A為錨桿間排距，m；Q為錨桿設計錨固力，70 kN/根；L為錨桿有效長度，取2.9 m；R為被懸吊砂巖的重力密度，取25.48 kN/m3；K為安全系數，一般取K=1.5；α為巖層傾角，取20度。帶入數值計算，則錨桿間排距為A為0.672 m。錨桿間距D≤0.5，Lg=1.5 m，所以錨桿間排距取0.8 m×0.7 m符合要求。

（3）錨索補強加固參數：錨索加固支護機理是把一定范圍的煤巖層錨固到其上面的穩(wěn)定巖層中，參數設計可參照錨桿懸吊理論進行計算。

①錨索長度計算： Ls=La+Lb+Lc+Ld.

式中：Ls為錨索總長度，m；La為錨索深入穩(wěn)定層錨固長度，1.5 m；Lb為需要懸吊不穩(wěn)定巖體（煤體）厚度，取5.4 m；Lc為上托盤及錨具厚度，取0.25 m；Ld為需要外露的張拉長度，取0.35 m。帶入數值計算，則錨索長度為Ls為7.4 m。錨索選用9 m符合要求。

式中：a2為錨索間排距，m；Q為錨索設計錨固力，200 kN/根；H2為冒落拱高度，取1.11 m；γ為被懸吊泥、砂巖的重力密度，取25.48 kN/m3；K為安全系數，一般取K=1.5。帶入數值計算，則錨索間排距為a2為2.17 m。錨索排距D應小于錨索長度的一半，即：D＜Ls/2=4.5 m。由于巷道寬度B=7.4 m，故取錨索排距為2.1 m，間距2 m，每組錨索布置3條，能滿足要求。③通過上面計算，頂錨桿選用直徑18 mm，長度3.0 m的錨桿，為確保安全取排距800 mm，株距700 mm。錨索選用長9 m，φ15.24 mm×9 000 mm的左旋預應力鋼絞線制作，排距2 100 mm，間距2 000 mm。

4）支護施工方法：采用EBZ-150型掘進機短掘短進配合刮板輸送機連續(xù)作業(yè)，在切眼開口處先掘出一個長6 m、寬7.4 m、高3.4 m的矩形大斷面；為便于掘進機拐彎，割不到的地方采用炮掘作業(yè)；再以4.4 m寬的斷面繼續(xù)掘進4 m，然后后退掘進機掘進3 m寬小斷面，往復交替截割成巷。錨桿錨索跟巷道迎頭，單體液壓支柱滯后綜掘機后進行維護。

5）支護技術效果評價：綜采工作面大斷面切眼掘進一次成巷技術，簡化了二次成巷的施工工序與步驟；在錨桿支護和加強支護的雙重作用下，切眼空間較之被動支護更加寬松安全，有效地解除了棚式支護產生的狹小空間對安裝作業(yè)的制約，減少了作業(yè)的危險性、設備安裝速度更快；使原170 m的工作面施工工期，由60 d減少為40 d。綜采切眼的掘進、通風、安裝、運輸的設計參數在合理的基礎上追求適當優(yōu)化，相同條件下的錨桿支護（比木棚支護）所需更小的斷面正好迎合了這種需求；切眼的高度與跨度的縮小，使資金投入和工作量雙雙減少，安全系數相應增加；其對頂板較小的破壞使巷道支護質量提高；二次幫支護材料、火工品的消耗及維修費用也相應減少；充分利用頂板的自承力抑制頂板離層，礦山壓力在開切眼內沒有明顯顯現，頂板的變形量控制在5 mm以內，圍巖基本處于穩(wěn)定狀態(tài)。兩幫在支柱、構木盤幫、錨網支護的聯(lián)合作用下，沒有片幫現象發(fā)生，為安裝期間的通風、運輸營造了良好的環(huán)境，支護效果（相比于傳統(tǒng)支護）在頂板控制、安全經濟方面都有很大的優(yōu)越性[4-5]。

3 結束語

綜上所述，大斷面綜采切眼一次成巷錨桿支護技術，在22103工作面的應用（較之木抬棚支護或二次成巷技術）有著明顯的優(yōu)越性。在懸吊理論的支持下，不僅施工上安全可靠、技術上領先、經濟成本大為降低，而且工人的勞動強度大大減輕、更快的施工速度為設備安裝節(jié)省得了時間，使礦井盡快投產、盡早產生效益，具有很大推廣價值。

[1] 楊志超.錨桿支護工藝與質量[J].科技風，2011(3):127.

[2] 董洋洋.11011工作面下順槽錨網索支護施工方案與技術經濟效果[J].魅力中國，2012(10):112.

[3] 錢鳴高，石平五，許家林.礦山壓力與巖層控制[M].徐州：中國礦業(yè)大學，2010.

[4] 宮鳳財.綜采開切眼大斷面錨網支護技術探討[J].科技信息，2010(28)：735.

[5] 高春寶.綜采開切眼大斷面錨網支護技術探討[J].現代商貿工業(yè)，2009(16):279.